1 Проветривание шахты (рудника)
Проектирование вентиляции шахты выполняется в следующей последовательности:
- выбор и обоснование способа, схемы и системы проветривания;
- расчёт количества воздуха для проветривания шахты;
- распределение количества воздуха по горизонтам и крыльям шахты;
- подсчет депрессии шахты;
- регулирование распределения воздуха в шахте (между крыльями шахты);
- выбор вентилятора для шахты;
- расчёт калориферной установки;
- расчёт стоимости проветривания.
Bыбор способа, схемы и системы проветривания.
Для шахты может быть применен нагнетательный, всасывающий или нагнетательно-всасывающий способ проветривания.
Способ и схема вентиляции шахты выбирается с учётом конкретных горно-геологических условий и схемы вскрытия шахты.
Принятый способ вентиляции должен обеспечить:
- минимальные потери воздуха;
- минимальное число вентиляторных установок на поверхности;
- минимальную опасность самовозгорания полезного ископаемого.
Наибольшее распространение на рудных шахтах имеет всасывающий способ, который применяемся до глубины примерно 1500 м. однако этот способ проветривания имеет недостаток – значительные подсосы воздуха через зоны обрушения. Поэтому при наличии в зоне обрушения наносов небольшой мощное и связи горных выработок шахты с поверхностью через зоны обрушения всасывающий способ применять нецелесообразно.
Нагнетательный способ применяемся при отработке участков месторождений, расположенных близко к поверхности при наличии аэродинамической связи выработок с поверхностью через зону обрушения.
Нагнетательно–всасывающий способ применяется при большом сопротивлении сети шахты (высокой депрессии), наличии аэродинамической связи с поверхностью через зоны обрушения, при разработке самовозгорающихся полезных ископаемых.
При выборе системы проветривания шахты следует прежде всею решить, будет ли данная шахта с точки зрения проветривания представлять единую систему или ее целесообразно разделить на секции. Деление шахты на секции, в каждой из которых должны быть свои стволы для подачи и удаления воздуха, может потребоваться на крупных шахтах, с большой добычей и большими размерами шахтного поля, при большой депрессии шахты.
Схема проветривания шахты должна обеспечивать безопасность работы в шахте, надежность и экономичность проветривания. Не рекомендуется подача свежего воздуха по стволам, оборудованным скиповым подъемом, а также по наклонным стволам с конвейерами.
Выбранная схема проветривания шахты должна обеспечивать минимальные депрессию шахты, потери воздуха, число вентиляционных сооружений в шахте (дверей и кроссингов).
Все применяемые схемы вентиляции шахт делятся на центральные, фланговые и комбинированные.
Центральная схема проветривания (с расположением воздухоподающих стволов и стволов с исходящей струёй в центре шахтного поля) применяется при небольшой производственной мощности шахты, при ведении работ на глубоких горизонтах.
При фланговой схеме воздух подается по стволу, расположенному в центре шахтного поля, а удаляется из шахты по стволам (шурфам), которые находятся на флангах. Фланговая схема является основной при неглубоком залегании месторождения. Фланговая схема с несколькими шурфами применяется при разработке удалённых друг от друга обособленных залежей на разных горизонтах.
Количество воздуха, необходимое для проветривания рудника, должно рассчитываться по следующим факторам; наибольшему числу людей, занятых одновременно на подземных работах, объёму добычи (в зависимости от относительной углекислотообильности или метанообильности), расходу ВВ, пылевому фактору, выхлопным газам двигателей внутреннего сгорания самоходного оборудования. К учёту принимается наибольшее количество воздуха, полученного по вышесказанным факторам.
Необходимое количество воздуха можно подсчитывать «по руднику в целом», когда применяется для взрывных работ небольшое количество взрывчатых веществ и позабойно. При расчёте «по руднику в целом» количество воздуха считается сразу для всего рудника; при позабойном методе количество воздуха определяется для всех мест его потребления (подготовительные и очистные забои, камеры околоствольного двора, обособленно проветриваемые и поддерживаемые выработки) и затем суммируется.
1.1 Расчёт количества воздуха по руднику в целом (Qв , м³/мин);
а) по добыче
Qд = q · Т , ( 1.1)
где: q – норма воздуха на 1 м³ суточной добычи горной массы, м³/мин;
Т – суточная добыча шахты, м³.
Величина q зависит от категории шахты.
б) по людям
Qл = δ · n , ( 1.2 )
где: δ – норма подачи воздуха на одного человека, м³/мин;
n – наибольшее количество людей, одновременно находящихся в
шахте.
в) по расходу ВВ
, ( 1.3 )
где: А – количество одновременно взрываемых ВВ в руднике, кг;
В – количество условного оксида углерода, выделенной при взрывании 1 кг ВВ, В = 0,04 м³/кг;
с – допустимая концентрация условного оксида углерода после
взрывания, с = 0,008 %;
t – время проветривания, мин.;
г) по пыли
(
1.4 )
где: Sпод. , Sоч. – площадь сечения, соответственно, подготовительных и очистных выработок, м²;
Vоп – оптимальная скорость по выносу пыли;
д) по выделению ядовитых газов самоходным оборудованием
Qг = q · N, ( 1.5 )
где: q – норма воздуха на 1 кВт мощности используемых двигателей, принимается 6,8 м³/мин;
N – мощность двигателей, кВт.
Окончательно для проветривания рудника принимается наибольшее значение по одному из факторов.
Принятое количество воздуха увеличивается на коэффициент запаса воздуха ( Кз) и добавляется количество воздуха, необходимое для проветривания технологических камер.
1.2 Позабойный расчёт количества воздуха.
Расчет количества воздуха при этом методе производится для отдельных очистных выработок (блоков), обособленного проветривания блоков при нарезных работах, обособленного проветривания подготовительных выработок, технологических камер, а также поддерживаемых выработок. Общее количество воздуха для шахты определяется как сумма результатов этих расчётов и учёта утечек воздуха коэффициентом запаса.
При расчёте позабойным методом подсчёт количества воздуха производится:
- по людям;
- по добыче для всего рудника;
- по расходу ВВ;
- пылевому фактору;
- выхлопным газам двигателей внутреннего сгорания.
По газам, образующимся при взрывных работах, расчёт количества воздуха производится как для нормального (постоянного в период выпуска руды) режима проветривания, так и для усиленного режима (в период после массового взрыва). Рассчитанные количества воздуха для нормального и усиленного режима проветривания сравниваются и намечаются, в случае необходимости, мероприятия по перераспределению воздуха для проветривания блоков после массового взрыва. Если необходимый расход воздуха для проветривания после массового взрыва не обеспечивается перераспределением воздуха, то принимается два режима вентиляции шахты нормальный и усиленный. Количество воздуха в целом для одного очистного блока ( Qоч.б ) при нормальном режиме проветривания (в период выпуска руды) находится как сумма количества воздуха для выработок горизонта выпуска (Qг.в.), загазированных при выпуске руды и вторичном дроблении, и количества воздуха для остальных выработок блока (Qо.в.), сохраняемых в период выпуска и требующие обособленного проветривания (буровые, ходовые выработки).
Qоч.б. = Qг.в. + Qо.в., ( 1.6 )
По газам ВВ, образующимся при взрывных работах, количество воздуха рассчитывается для нормального и усиленного режима в зависимости от применяемой системы разработки.
Системы разработки рудных месторождений отличаются большим разнообразием, с точки зрения проветривания можно выделить следующие основные типы:
а) системы, у которых очистное пространство представляет собой подобие
лавообразной выработки, проветриваемой сквозной струей;
б) системы, у которых очистное пространство представляет собой камеру,
проветриваемую сквозной струей;
в) системы, у которых очистное пространство не проветривается и воздух
подается на проветривание горизонта доставки.
Ниже излагаются методы подсчёта количества воздуха для каждого из них.
Для лавообразных забоев
(
1.7 )
где: t - время проветривания, мин.;
А - фактическое количество одновременно взрываемого в очистном
забое ВВ, кг;
S - площадь поперечного сечения лавообразной выработки, м2;
ℓ - длина выработки, м.
Для камерообразных забоев
(
1.8 )
где: V - объем проветриваемой камеры, м3;
Кt - коэффициент турбулентной диффузии, принимается 0,7 - 0,8.
Для систем разработки, в которых очистное пространство не проветривается
(
1.9 )
где m - число одновременно действующих в блоке выработок выпуска руды;
tв.з. - время проветривания после взрывания заряда (для вторичного дробления руды, tв.з. = 5-10 мин);
VЗ - объем одной выработки горизонта выпуска руды, считая от скрепер-
ной лебедки до сборной вентиляционной сбойки, м3;
АУ, - величина условного заряда ВВ, кг.
(
1.10 )
где А1 - количество, соответствующее газовыделению из отбитой руды, кг.
(
1.11 )
где ε - коэффициент, учитывающий более интенсивное газообразование из руды в начальный период ее выпуска (ε = 2,7);
Qp - количество руды, выпущенной из дучек одной выработки, т/сутки;
VCB - свободный объем в отбитой руде, м3/м3 (VCB = 0,3);
tв - время выпуска руды в выработке в течение суток, с;
Vг. - объем всех газов от ВВ – 0,9 м3/кг;
γр - плотность руды в разрыхленном состоянии, т/м3;
А2 - средний расход ВВ на одно взрывание при дроблении негабарита (обычно составляет 1-3 кг);
t - время проветривания после взрывания, с.
После массового взрыва
(
1.12 )
где N - коэффициент пропорциональности (N = 40,3, для системы подэтажного обрушения и камерной системы с послойной отбойкой руды скважинами, N=50 для системы этажного обрушения);
А'у
-
условный заряд, величина которого
соответствует объему газовыделений в
прилегающие к блоку рудничные выработки
после массового взрыва:
i - коэффициент, учитывающий фактический объём газовыделений в выработках рудника;
VЗ - объём загазированных выработок.
(
1.13 )
где Vисх - объём выработок в сторону исходящей струи, считая от данного блока до земной поверхности, м3;
t - время проветривания (t = 2 ч. при взрывании между сменами и t = 8 ч., при взрывании в выходные дни).
Расчёт по пылевому фактору производится исходя из оптимальной по выносу пыли скорости движения воздуха
(
1.14 )
где S1 - суммарное сечение одновременно работающих выработок в блоке по выпуску руды (орты, штреки, доставочные камеры ВДПУ и др. выработки), м2;
S2 - суммарное сечение остальных выработок в блоке, требующих обособленного проветривания (восстающие, буровые), м2;
V1, V2 - оптимальные по выносу пыли скорости движения воздуха, м/с.
При системах разработки с открытым очистным пространством и большой площадью поперечного сечения очистной выработки вместо площади сечения всей выработки следует принимать площадь сечения призабойного рабочего пространства.
В камерах большого объёма расчёт воздуха по выносу пыли производить не следует.
Расчёт воздуха по выделению ядовитых газов самоходным оборудованием ведется по формуле:
(
1.15 )
где q - норма воздуха на 1 кВт мощности принятого двигателя, м3/мин;
К - коэффициент одновременности работы машин, принимается равным 1,0; 0,9; 0,85 - при одновременной работе в забое одной, двух, трех и более машин, соответственно;
∑М - суммарная мощность двигателей одновременно работающих машин в очистной выработке (блоке), кВт.
Количество воздуха, рассчитанное для очистных выработок по разным факторам, должно сравниваться и окончательно приниматься по наибольшему результату. Принятый расход воздуха следует проверить по минимальной и максимальной скорости движения воздуха в очистной выработке.
(
1.16 )
Vmax = 4 м/с; Vmin = 0,5 м/с.
1.3 Расчёт количества воздуха для проветривания блоков, находящихся в подготовке и нарезке.
Количество воздуха для одного блока в нарезке или подготовке определяется как сумма количества воздуха для всех одновременно проходимых и обособленно проветриваемых выработок в блоке.
Расчет количества воздуха для каждой из проходимых выработок производится по формулам, приведённым далее.
Для складов ВМ и горючесмазочных материалов
(
1.17 )
где К - коэффициент кратности воздухообмена (для складов ВМ – 0,07; для складов ГСМ – 0,33);
V - суммарный объём выработок склада, м3.
Для электромашинных камер
(
1.18 )
где N1 - мощность установки, кВт (учитываются одновременно работающие установки);
η - к.п.д. установки;
КЗГ - коэффициент загрузки в течение суток (для установок с продолжительностью работы 1 ч. и более). КЗГ рассчитывается по формуле:
(
1.19 )
где Т - суммарная продолжительность работы установки в течении суток, ч;
t0 - температура воздуха, поступающего в камеру в наиболее теплый месяц года, 0С.
1.4 Расчёт количества воздуха для поддерживаемых выработок.
К поддерживаемым выработкам относятся выработки, которые необходимо сохранять в шахте для нормального ведения технологического процесса: заезды, запасные выходы, транспортные съезды для самоходного оборудования, конвейерные выработки, скиповые стволы. Эти выработки не используются ни для подачи свежего воздуха к действующим забоям, ни для удаления от них воздуха, а проветривать данные выработки необходимо в соответствии с требованиями ПБ.
Расчёт количества воздуха производится по выделению природных газов, газов от двигателей внутреннего сгорания и проверяется по скорости движения воздуха:
(
1.20 )
Количество воздуха для проветривания шахты определяется по выражению:
(
1.21 )
где 1,15 - коэффициент резерва повышения добычи;
∑Qог - сумма количеств воздуха для обособленного проветривания очистных блоков;
1,43 - коэффициент, исключающий рециркуляцию воздуха;
∑Qп - сумма количеств воздуха для обособленного проветривания нарезных и подготовительных выработок блоков, находящихся в нарезке и подготовке;
∑Qк - сумма количеств воздуха для обособленного проветривания технологических камер;
∑Qпв - сумма количеств воздуха для обособленного проветривания поддерживаемых выработок;
К - коэффициент запаса воздуха, который по нормам проектирования рекомендуется принимать:
- для систем с закладкой выработанного пространства или системам с обрушением, К = 1,2;
- для систем с открытым выработанным пространством и системам с обрушением, выходящим на поверхность, К = 1,3; при наличии больших незаполненных пустот, К = 1,4.
1.5 Распределение воздуха по выработкам шахты.
Распределение воздуха, принятого для подачи в шахту производится по схеме вентиляции шахты, на которой должны быть показаны все действующие камеры, забои и выработки, для которых рассчитывался воздух. Распределение воздуха по всем выработкам (стволам, квершлагам, штрекам, ортам и т.д.) производится с учётом коэффициента запаса (за исключением очистных забоев), принятого при подсчете общешахтного количества воздуха, расходы воздуха проставляется по схеме вентиляции шахты.
1.6 Подсчёт депрессии шахты.
Для подсчёта депрессии выбирается та вентиляционная ветвь, депрессия которой будет наибольшей (ветвь с наибольшим количеством воздуха и наиболее протяженная).
Депрессия выбранного направления подсчитывается как сумма депрессий всех выработок, последовательно входящих в эту ветвь от устья воздухоподающего ствола до устья вентиляционного ствола. Депрессия отдельной выработки подсчитывается по формулам (h, мм в.ст.):
(
1.22 )
(
1.23 )
где α - коэффициент аэродинамического сопротивления выработки;
L - длина выработки, м;
P - периметр выработки, м;
S - площадь поперечного сечения выработки, м2;
V - скорость движения воздуха по выработке, м/с;
Q - расход воздуха, м3/с.
Данные расчёта сводятся в таблицу1 по нижеприведённой форме:
Таблица 1 - Результаты расчета депрессии.
Обозначение выработок на схеме |
Наименование выработки |
Тип крепи |
Количество воздуха (Q, м3/с) |
Сечение (S, м2) |
Скорость воздуха (V, м/с) |
Длина выработки (L, м) |
Периметр (Р, м) |
Коэффициент аэродинамического сопротивления (α , кг·с2/ м4) |
Аэродинамическое сопротивление (R, кг·с2/ м2) |
Депрессия (h, мм.в.ст.) |
1 |
2 |
3 |
4 |
5 |
6 |
7 |
8 |
9 |
10 |
11 |
При расчёте по таблице учитывается только депрессия трения. К ней необходимо добавить депрессию местных и лобовых сопротивлений. Ввиду сравнительно небольшого их удельного веса, депрессии местных и лобовых сопротивлений обычно учитываются укрупнено, путём увеличения депрессии шахты на 10-15%.
Кроме того, должна быть подсчитана естественная тяга и, если она окажется отрицательной (что обычно бывает летом), то к депрессии шахты необходимо прибавить эту отрицательную величину естественной тяги.
1.7 Регулирование распределения воздуха в шахте.
Регулирование необходимо предусматривать между горизонтами и крыльями шахты.
Для регулирования распределения воздуха между горизонтами какого-либо крыла нужно подсчитать депрессию по направлению через эти горизонты и если депрессии получаются разные, то регулирование необходимо произвести отрицательным способом путём постановки вентиляционного окна. Окно ставится на той из параллельных ветвей, где депрессия получилась меньше. Необходимо определить площадь сечения окна.
1.8 Выбор вентилятора.
Выбор вентилятора производится, исходя из полученных данных количества воздуха и депрессии шахты (Qш, hш). Определяется производительность (Qв) и депрессия (hв) вентилятора.
По найденным значениям производительности и депрессии вентилятора производят его выбор по индивидуальным размерным характеристикам.
Для определения режима работы вентилятора на графическую характеристику вентилятора наносится характеристика сети.
Выбранный вентилятор должен иметь КПД не менее 0,7 и резерв производительности 20%.
1.9 Подогрев воздуха.
Подогрев воздуха, обычно, в настоящее время осуществляется паровыми калориферами. Как правило, подогревается часть общешахтного дебита до температуры 70-80 0С, для того, чтобы после смешивания с основной вентиляционной струей температура смеси равнялась +20 С.
В результате расчёта калориферной установки должны быть определены: количество подогреваемого воздуха, теплопроизводительность калориферной установки, поверхность нагрева, тип калорифера, число секций.
В графической части к разделу «Проветривание рудника» на листе должны быть показаны:
- схема проветривания, с указанием всех вентиляционных сооружений согласно требованиям правил безопасности;
- расчётная схема вентиляции шахты:
- графический подбор вентилятора на заданную сеть;
- таблица к схеме вентиляции, в которой указывается: а) способ проветривания;
б) схема проветривания;
в) система проветривания;
г) общее количество воздуха, поступающего в шахту;
д) депрессия шахты;
е) эквивалентное отверстие шахты; ж) утечки воздуха.
